深部軟巖巷道頂板冒落的機理與控制方法

張俊文， 郭志飚， 陳 煉， 曹天培， 王昊昊

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 資源與安全工程學院， 北京 100083； 2.中國礦業(yè)大學(北京) 力學與建筑工程學院， 北京 100083)

深部軟巖巷道頂板冒落的機理與控制方法

張俊文1， 郭志飚2， 陳 煉2， 曹天培2， 王昊昊2

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 資源與安全工程學院， 北京 100083； 2.中國礦業(yè)大學(北京) 力學與建筑工程學院， 北京 100083)

針對鶴崗礦區(qū)興安礦深部軟巖巷道變形破壞嚴重的問題，結合巷道圍巖結構和變形破壞特征，將該礦重車線冒落區(qū)頂板劃分為層狀砂巖互層、節(jié)理砂巖、塊狀砂巖和碎裂煤巖四種結構模式。利用UDEC2D數(shù)值模擬軟件，分析不同模式頂板變形破壞過程和冒落機理，并提出以錨網(wǎng)索噴-柔層桁架耦合支護為主體的上下雙硐室穩(wěn)定性耦合支護技術。結果表明，砂巖互層頂板層間黏結力不同導致不均勻變形；節(jié)理砂巖頂板節(jié)理面摩擦系數(shù)不一致導致節(jié)理面滑移；塊狀砂巖頂板巖塊間存在節(jié)理裂隙導致頂板下沉；碎裂煤巖頂板松散破碎，在上覆巖層力的作用下冒落。新支護技術可以在較短的時間內(nèi)控制巷道變形，且變形量小，穩(wěn)定時間快，為深部軟巖巷道冒落治理提供了參考。

深部軟巖巷道； 頂板結構模型； 冒落機理； 上下雙硐室支護技術

在煤炭開采逐漸向深部發(fā)展的背景下，采掘工程面臨著更加復雜的工程和地質條件，高應力和軟巖大變形使得巷道維護難度和成本成倍增加[1-3]。鶴崗礦區(qū)興安礦是典型的中生代軟巖礦井，其開采深度已超過750 m，是我國東北地區(qū)采深最大、變形破壞最嚴重的軟巖礦井，井筒馬頭門等關鍵巷道和硐室在掘進和使用過程中產(chǎn)生了縮徑、頂板嚴重下沉和底臌等大變形破壞現(xiàn)象[4-5]，其中，重車線巷道在掘進后出現(xiàn)大范圍的頂板高冒區(qū)，冒落后巷道最高處超過13.4 m，嚴重威脅礦井的安全生產(chǎn)。究其原因，在高地應力作用下深部巷道頂板結構弱化，強度降低，導致巷道出現(xiàn)頂板高冒落等失穩(wěn)現(xiàn)象[6]。

隨著人們對巷道頂板冒落機理認識的不斷深入，冒落區(qū)控制技術由傳統(tǒng)單一的補強支護形式向聯(lián)合支護發(fā)展。早期的冒頂區(qū)治理多以架棚支護、道木接頂為主[7]，但支架不能有效地封閉圍巖，改善破碎頂板強度，因此，易發(fā)生二次冒落。根據(jù)是否保留冒落區(qū)可將聯(lián)合支護分為兩類：一類保留冒落區(qū)原狀，對冒落區(qū)圍巖采取錨噴網(wǎng)支護，提高圍巖自身的強度和承載能力[8]，但巷道高冒區(qū)仍未消除，影響巷道使用；另一類采用注漿充填法封閉冒落區(qū)，而后采用錨網(wǎng)索+架棚聯(lián)合支護法補強加固[9-10]，修復后巷道成型效果好，但修復成本高，工程量大。

筆者以鶴崗礦區(qū)興安礦重車線頂板大面積冒落結構失穩(wěn)機理為突破點，研究巷道的結構大變形機理。借鑒已有的高冒區(qū)治理方法，同時規(guī)避其缺點，提出以錨網(wǎng)索-桁架耦合支護為主體，以重點控制原巷道區(qū)域穩(wěn)定為核心的上下雙硐室穩(wěn)定控制方法，為該礦區(qū)或類似條件礦區(qū)深部軟巖巷道頂板冒落治理及控制提供參考。

1 工程地質條件與巷道變形破壞特征

1.1工程地質條件

文中以興安煤礦四水平延伸工程重車線巷道為工程背景。重車線巷道穿過包括煤層在內(nèi)的多個軟弱巖層(圖1)，其中，粉砂巖等頂板巖層層理、節(jié)理發(fā)育及斷層的存在，破壞了巖層的連續(xù)性，圍巖強度降低。巷道位置如圖2所示。

巷道圍巖的普氏系數(shù)值在3～4之間，巷道圍巖中含有高膨脹性黏土礦物，其中，伊蒙礦物相對含量為59%～82%，與巷道中的水氣接觸后發(fā)生膨脹軟化，導致巖體強度降低了40%～50%。興安礦工程條件復雜，埋深大，加之黏土礦物遇水膨脹，使得重車線巷道圍巖強度低、變形嚴重，原有支護很難適應巷道圍巖大變形。

圖1 巷道巖層柱狀圖

圖2 四水平井底車場主要巷道平面布置

Fig.2Mainroadwaylayoutplanoffourlevelinshaftstation

1.2巷道變形破壞特征

由于巷道圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育，且區(qū)域內(nèi)斷層的存在破壞了巖層的連續(xù)性，導致巷道穩(wěn)定性差，容易因為頂板大變形破壞失穩(wěn)而發(fā)生大范圍冒落，頂板巖層冒落后形成冒頂區(qū)。根據(jù)冒頂區(qū)高度的不同，將巷道變形區(qū)域分為冒落區(qū)和高冒區(qū)，冒頂區(qū)高度超過3 m時稱為高冒區(qū)，反之，稱為冒落區(qū)，分區(qū)情況如圖3所示。

圖3 巷道變形破壞分區(qū)

2 巷道頂板結構模式與冒落機理

2.1巷道頂板結構模式

四種頂板結構模式分別為：

(1)層狀砂巖互層頂板。如圖4a所示，直接頂板為層理發(fā)育并伴隨有一定豎向節(jié)理的粉砂巖交互層(圖3剖面1—1區(qū)域)。

(2)節(jié)理砂巖頂板。如圖4b所示，直接頂板破碎，并存在一組傾角60°的優(yōu)勢節(jié)理(圖3剖面2—2區(qū)域)。

(3)塊狀砂巖頂板。如圖4c所示，直接頂板為破碎粉砂巖頂板(圖3剖面3—3區(qū)域)。

(4)碎裂煤巖頂板。如圖4d所示，直接頂板為含有破碎煤層的煤巖混層頂板(圖3剖面4—4區(qū)域)。

a 層狀砂巖互層 b 節(jié)理砂巖

c 塊狀砂巖 d 破碎煤巖

2.2巷道頂板冒落機理

根據(jù)圖4所建立的頂板結構模型，結合現(xiàn)場工程實際，利用離散元模擬軟件UDEC2D進行數(shù)值計算，分析其變形破壞過程和機理。

2.2.1 層狀砂巖互層頂板

層狀結構頂板層間結構面即為弱面，掘進巷道改變了巷道圍巖的應力狀態(tài)，使結構面的黏結強度降低，圍巖變形過程中頂板也將產(chǎn)生彎曲下沉。由于層間結構面與層狀砂巖性質的差異，頂板巖層繼續(xù)下沉后將會產(chǎn)生離層。隨著離層的發(fā)展，巷道頂板巖層強度和整體性繼續(xù)降低，最終頂板產(chǎn)生破壞，破碎的矸石向巷道冒落，頂板形成冒落區(qū)。

數(shù)值模擬結果(圖5)表明，層狀頂板的冒落破壞是由下向上逐漸發(fā)展的。臨近巷道頂部的巖層首先發(fā)生斷裂破壞，而來自下部圍巖的限制解除后，斷裂將會繼續(xù)發(fā)展，同時集中應力區(qū)也將向圍巖深部轉移，最終巷道會達到應力相對平衡狀態(tài)，頂板巖層保持穩(wěn)定，冒落區(qū)維持固定形態(tài)。

由圖5可知，巷道頂板巖體層理發(fā)育，各層間以及相同層間的不同位置的黏結力不同，從而導致頂板發(fā)生不均勻變形。

a 頂板冒落顯現(xiàn)特征 b 頂板冒落破壞場

c 頂板冒落主應力場 d 頂板冒落位移場

e 層理發(fā)育 f 頂板不均勻變形

2.2.2 節(jié)理砂巖頂板

巷道頂板存在明顯優(yōu)勢節(jié)理面，優(yōu)勢節(jié)理面將控制冒落形態(tài)的發(fā)展。優(yōu)勢節(jié)理面因為其傾角的不同，冒落性也不相同，當節(jié)理面傾角在45°～90°范圍內(nèi)屬于強冒落性優(yōu)勢節(jié)理[11-14]。由圖6可以看出，優(yōu)勢節(jié)理面呈60°傾角時，在巷道開挖后，巖體破裂形態(tài)受節(jié)理面傾角控制，局部巖體沿層理和弱面首先發(fā)生滑移， 造成幫部滑移型片幫，然后破裂面逐漸向巷道正上方轉移，呈現(xiàn)明顯的不均勻性。

巷道頂板巖體節(jié)理發(fā)育，各巖體之間的節(jié)理面相互交叉，由于各節(jié)理面之間的摩擦系數(shù)不一致，所以導致局部巖體樣節(jié)理面發(fā)生滑移，使頂板下沉，影響巷道穩(wěn)定。

2.2.3 塊狀砂巖頂板

巷道頂板巖層為塊狀時，巖層頂板被很多不規(guī)則節(jié)理裂隙所切割，呈不規(guī)則塊狀，塊狀之間節(jié)理裂隙由泥質礦物和有機質所充填，其冒落性由節(jié)理裂隙面的黏結強度和摩擦力控制，特別是當圍巖長期處于飽水狀態(tài)時，節(jié)理裂隙間膠結礦物吸水軟化，大大降低塊體間的黏結力和摩擦力，造成大量塊體發(fā)生剪切滑移而形成冒落。

a 頂板冒落顯現(xiàn)特征 b 頂板冒落破壞場

c 頂板冒落主應力場 d 頂板冒落位移場

e 節(jié)理裂隙發(fā)育 f 頂板下沉變形

由圖7可知，巷道頂板巖體處于復雜的地質條件當中，出現(xiàn)大小不均的巖塊。各巖塊之間節(jié)理裂隙發(fā)育，同時由于水的作用，造成頂板下沉破壞。

2.2.4 碎裂煤巖頂板

巷道頂板為松軟破碎的巖體時，巷道圍巖松動圈很大，冒落性強。在巷道開挖后，破碎頂板不具備承載力，頂板巖體的應力集中由淺部轉移到深部穩(wěn)定巖層，而淺部頂板破碎巖體則在上部巖層地應力的擠壓作用下向巷道臨空區(qū)整體潰散，形成整體性強、快速垮落及垮落量大的冒落體。

由圖8可知，巷道頂板松散破碎，發(fā)生松動，使圍巖喪失承載能力，巷道頂板在上覆巖層的作用下發(fā)生冒落。

通過對以上四種不同構造頂板的現(xiàn)場實測和數(shù)值計算可知，頂板不同的巖體構造形式發(fā)生的冒落機理不盡相同，主要受巖體構造形式的影響。所以，對不同形式的巖體構造，應采取相對應的支護形式。只有確定頂板巖體構造，才能有效地指導支護施工。

a 頂板冒落顯現(xiàn)特征 b 頂板冒落破壞場

c 頂板冒落主應力場 d 頂板冒落位移場

e 塊狀砂巖發(fā)育 f 頂板下沉變形

a 頂板冒落顯現(xiàn)特征 b 頂板冒落破壞場

c 頂板冒落主應力場 d 頂板冒落位移場

e 煤巖裂隙發(fā)育 f 頂板冒落變形

3 巷道穩(wěn)定性控制方法與支護方案

3.1影響巷道穩(wěn)定性的關鍵因素

結合工程地質條件、頂板巖層賦存特征和巖體物理力學性質，通過數(shù)值軟件模擬頂板在不同結構模式下的冒落過程，進而分析得到影響巷道頂板穩(wěn)定性的關鍵因素，具體如下：

(1)大埋深，高應力。重車線巷道埋深超過700 m，因此上覆巖層重力產(chǎn)生的垂直應力可達15 MPa，水平應力要明顯高于垂直應力，最大值超過30 MPa，圍巖變形具有非線性特征。

(2)構造發(fā)育，圍巖強度低，整體性差。巷道圍巖受地質構造影響變化劇烈，且區(qū)域內(nèi)斷層的發(fā)育降低了巖層的連續(xù)性，圍巖整體性較差。另外，煤巖層普遍松散破碎，頂?shù)装鍘r層節(jié)理裂隙發(fā)育，所含黏土礦物易遇水膨脹，圍巖強度低。

(3)支護方式不合理。重車線巷道選擇支護方式時并未充分考慮工程地質條件和頂板巖層結構等因素，只是簡單地參照淺埋巷道設計規(guī)范進行支護參數(shù)的選取。最終選擇的錨網(wǎng)索支護方案由于支護強度不足且不能適應圍巖的大變形破壞，導致巷道底臌和頂板下沉嚴重，部分巷道區(qū)域出現(xiàn)頂板高冒落。

3.2控制方法

借鑒巷道穩(wěn)定性控制領域的最新研究成果[15]，并結合數(shù)值模擬結果，按照受力及穩(wěn)定性特征將頂板巖層由下向上依次稱為易冒落巖體、擠壓不穩(wěn)定巖體和穩(wěn)定巖體(圖9)。隨著巷道變形的發(fā)展，易冒落區(qū)巖體首先失去承載能力向巷道垮落，不穩(wěn)定巖體在下方易冒落巖體垮落后臨空，受到上覆巖體的擠壓作用后繼續(xù)冒落，當冒落進一步發(fā)展至穩(wěn)定巖體時，巖體的強度和承載能力能夠抵抗圍巖應力和變形，并且無動荷載擾動，那么巷道頂板將保持穩(wěn)定，冒落高度也不再變化。

圖9 巷道頂板巖體冒落分區(qū)

現(xiàn)場工程應用案例表明，如果在高冒區(qū)采用充填支護，費用高、工程量大[16-17]。為此，運用上述研究成果，提出以利用圍巖自承能力和冒落拱自穩(wěn)能力為核心，以錨網(wǎng)索噴+柔層桁架耦合支護為主體的“上下雙硐室穩(wěn)定性耦合支護技術”。上部硐室在冒落穩(wěn)定后的高冒區(qū)中形成，并用錨網(wǎng)索噴進行補強支護；下部硐室采用柔層桁架耦合支護能夠適應下部圍巖的變形，保證修復后巷道滿足礦井生產(chǎn)需要。雙硐室的空間布局不僅大幅降低高冒區(qū)治理的工程量和難度，也為頂板高冒區(qū)治理提供了新思路。

3.3支護方案

利用“上下雙硐室穩(wěn)定性耦合支護技術” (圖10)進行冒落區(qū)治理時，首先，進行錨網(wǎng)索噴對高冒區(qū)圍巖補強，以提高圍巖強度。然后，完成下部硐室柔層桁架和上下硐室間鋼梁和鋼筋網(wǎng)的安裝，之后進行注漿支護，注入漿液選用混凝土即可，要求注入混凝土的上部輪廓線為反拱形，這樣冒落后巷道便形成了上下兩個硐室的空間格局。最后，先澆筑混凝土再打錨索，并在圍巖變形至擠壓柔層桁架時復噴混凝土進行二次支護，完成高冒區(qū)治理與控制。要求上部硐室的底部輪廓線的曲率半徑為4 475 mm，下部硐室頂部輪廓線的曲率半徑為2 470 mm，澆筑混凝土的厚度大于2 m，同時，為使混凝土和圍巖形成一個整體，混凝土和圍巖應有不小于300 mm的“重疊區(qū)”。

圖10 支護設計斷面

4 應用效果分析

為驗證“上下雙硐室穩(wěn)定性耦合支護技術”治理高冒區(qū)的實際效果，在重車線返修段表面布置位移測站1#～6#，如圖11所示。典型測站現(xiàn)場監(jiān)測結果如圖12所示。

從監(jiān)測數(shù)據(jù)和位移曲線(圖12)可以看出，重車線采用新支護技術治理高冒區(qū)后在較短的時間內(nèi)即控制住了巷道圍巖變形，最終巷道兩幫移近量為30 mm，底臌量為27 mm，變形量小且穩(wěn)定時間快。

圖11 測站布置

a 2#測站

b 4#測站

Fig.12Displacementcurvesabouttypicalstationofheavycarrepairingsection

5 結 論

(1)鶴崗礦區(qū)興安礦四水平重車線巷道頂板可以劃分為層狀砂巖互層、節(jié)理砂巖、塊狀砂巖及碎裂煤巖四種結構。

(2)不同結構模式下頂板冒落機理不同。層狀砂巖互層頂板層理發(fā)育，層間黏結力不同導致不均勻變形；節(jié)理砂巖頂板節(jié)理面交叉，節(jié)理面摩擦系數(shù)不一致導致節(jié)理面滑移；塊狀砂巖頂板出現(xiàn)大小不一的巖塊，巖塊間節(jié)理裂隙發(fā)育，在水的作用下頂板下沉；碎裂煤巖頂板松散破碎，圍巖失去承載能力，導致在上覆巖層力的作用下冒落。

(3)采用“上下雙硐室穩(wěn)定性耦合支護技術”治理巷道高冒區(qū)，現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，新支護技術能在較短的時間內(nèi)控制住巷道圍巖變形，有效保持巷道頂板高冒區(qū)的穩(wěn)定。

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(編校荀海鑫)

Mechanismunderlyingroofcavingindeepsoftrockroadwaysandcontrolmethod

ZhangJunwen1,GuoZhibiao2,ChenLian2,CaoTianpei2,WangHaohao2

(1.School of Resources & Safety Engineering, China University of Mining & Technology(Beijing)， Beijing 100083, China; 2.School of Mechanics & Civil Engineering， China University of Mining & Technology(Beijing)， Beijing 100083， China)

This paper is motivated by the necessity of eliminating the larger deformation of deep soft rock roadways in Xing’an mine. The research combined with the analysis of surrounding rock structure and roadway deformation pattern involves classifying the loaded-line roof in caving area into four types: interbeded layered sandstone, joint sandstone, massive sandstone and fragmented coal-rock; analyzing the caving mechanism and deformation process of the above-mentioned 4 structure models using the numerical analysis software UDEC2D; and developing a double chamber stability coupling support technology based mainly on bolt-mesh-anchor three-dimensional truss coupling support. The results show that the inconsistent layer cohesion produces the inhomogeneous deformation of interbeded layered sandstone; incongruous bedding surface friction results in bedding surface slippage in joint sandstone; joints and fracture in rock blocks is responsible for roof sag in massive sandstone; and the pressure of the overlying strata leads to the collapse of fragmented coal-rock roof. The proposed technique capable of effectively controlling roadway deformation in a relatively short period of time with a smaller deformation and a faster stability time may provide a reference for controlling deep soft rock tunnel caving.

deep soft rock roadway; roof structural model; mechanism of caving; upper and lower double cavern stability control countermeasures

10.3969/j.issn.2095-7262.2017.06.001

TD353

2095-7262(2017)06-0575-06

A

2017-06-30

國家自然科學基金項目(51574114)；國家重點研發(fā)計劃專項資助項目(2016YFC0600901)

張俊文(1977-)，男，內(nèi)蒙古自治區(qū)涼城人，副教授，博士，研究方向：開采方法及礦山壓力與巖層控制，E-mail：zhangjunwen1977@163.com。